东三采区回风巷作业规程.doc

第一章 工程概况
1、工程概况
根据《大水头煤矿东一采区开拓方案设计说明书》、《东一采区回风施工图》，在东一采区回风平巷内，以1180回风石门与东一采区回风平巷中线相交实测导线点Dh向东55.000米（平距，中-中），开口施工东一采区回风巷，巷道方位及坡度：开口以方位237°19′37″，坡度以+4‰向前掘378.603m，再以坡度+20°向前掘进193.081m(平距、斜长205.473m），然后坡度以+4‰向前掘进23.820m时，东一采区回风巷施工到位。再以方位304°14′22″，坡度以+4‰向前掘进32.125m（平距、中～中）与边界上山（一）贯通，然后以方位334°14′22″，坡度以+4‰向前掘进20.305m(平距、中～中)时，与边界上山（二）贯通。开口见附巷道工程平面图。

2、工作面位置关系与四邻采掘关系
（1）地面位置：东一采区回风石门位于F40断层以北，地表为基岩裸露的荒山沟壑区、农民耕种的旱田沙地,主要以旱田沙地为主。
（2） 井下位置及四邻采掘情况：
东一采区回风石门东以东部煤层井田边界线与魏家地煤矿相接，南至南部煤层井田边界线，西至东203开切眼、边界上山及1180回风石门，北至东103工作面回风顺槽。
（3）工程用途：通风、运输、行人。
（4）服务年限：东一采区回采结束。
附巷道布置平面示意图（图1-1）

工程设计数量、参数一览表 表1-1
巷道名称
工程量
煤岩类别
后期 工程量
段号
方位
平距（米）
斜长（米）
坡度
备注
东一采区回风
378.603m
岩/煤

Ⅰ
237°19′37″
378.603m
378.603m
＋4‰

193.081m
岩/煤

Ⅱ
237°19′37
205.473.m
205.473.m
+20°

23.820m
岩

Ⅲ
237°19′37
23.820m
23.820m
＋4‰

32.125m
岩

Ⅳ
304°14′22″
32.125m　
32.125m
＋4‰

20.305m
岩

Ⅴ
334°14′22″
20.305m　
20.305m
＋4‰

第二章 地质说明书
第一节 施工巷道围岩特性
1、 煤层顶底板情况：见煤层顶底板明细表。
附煤层顶底板明细表（表2-1）
煤层顶底板
煤层
类别
岩石名称
厚度(m)
主要岩性特征（含水性）
一
层
煤
顶板
伪顶
炭质泥岩
3.2
灰黑色、片状、鳞片状。
直接顶
砂质泥岩
12.7
灰色，下部含铝质，有滑感，上部含砂质，致密，块状，坚硬。
老顶
粗砂岩
9.8
灰白色，成分以石英为主，长石此之。
底板
直接底
细砂岩
6.5
浅灰色，含白云母碎片。
老底
粗砂岩
7.5
灰白色，成分以石英为主。

区内变化情况

一层煤在有些区域没有炭质泥岩伪顶存在，直接与直接顶铝质泥岩接触。铝质泥岩越向上部铝质成分减少，并逐步过渡为泥岩。一层煤的老顶实际上是Ⅱ含水层。
2、煤层特征
一层煤在东一采区回风巷范围内均匀有分布，顶煤厚在4.2m。从整体来看：工作面内煤层的厚度变化不大，造成这一煤层赋存特点的主要因素是受DF8、DF9及F40大断层应力牵引揉搓作用，煤层发生塑性流变所致。 受断层应力作用，西二采区回风巷范围内煤层破碎，裂隙发育，易发生抽冒，掘进期间必须加强顶板管理，搞好巷道支护质量。
附煤层特征明细表(表2-2)
煤 层 特 征 明 细 表
表2-2
项目
参数
项目
参数
含煤地层
Jzy
正常涌水量（m3/min）
0.05
煤层编号
一层煤
地温（.C）
正常地区
煤层平均厚度（m）
6.5
煤层结构
简单
煤层倾角（°）
4-8
煤层稳定程度
稳定
夹矸层数
1
变异系数
46.2%
夹矸厚度（m）
0.5~3.5
普氏系数（f）
< 0.7
瓦斯绝对涌出量（m3/min）
13
容重（t/m3）
1.41
瓦斯相对涌出量（m3/t）
6.68
自然发火期（月）
3—6
二氧化碳含量（m3/min）
0.9
煤尘爆炸指数（%）
39.24
最大涌水量（m3/min）
0.5
可采指数
99%
煤质
水份
灰份
挥发份
固定炭
发热量
含硫量
含磷量
工业牌号
1.58%
16.38%
32.30%

6416
卡/克
0.87%
0.019%
弱粘结煤
3、综合柱状图（表2-3）
东一采区煤系地层综合柱状图
系
组
柱 状
层厚
岩 石
名 称
岩 性 描 述

…. ….
….

5.0m
粉砂岩
灰、紫红色，上部粒度较小，为砂质泥岩。
. 。. 。.
. 。. 。.
。. 。. 。
。. 。. 。

6.9m
含砾粗
砂 岩
灰白色，含煤、岩碎片及黄铁矿晶体。

J2x

9.8m
泥 岩
灰色、紫红色等杂色，松软，具可塑性，团块状构造，夹薄层砂质泥岩。
… … …
… …

9.8m
细砂岩
灰白色、成分以石英为主，含白云母碎片。
◎ ◎
◎ ◎ ◎

12.7m
铝质泥岩
灰色、松软，具可塑性，底部含铝质。

3.2m
炭 质
泥 岩
灰黑色，含炭质、铝质，块状结构。

5．9m
一层煤
黑色，以半亮及半暗型为主，沥青光泽,有黄铁矿薄膜及结核，硬度中等，多为末状。
… … …
… …

6.5m
细砂岩
灰白色，含煤及白云母碎片，坚硬。
· · ·
· ·
· · ·
· ·
· · ·

7.5m
粗砂岩
灰白色，成分以石英为主，含白云母碎片。

T

T3n

…. ….
….
…. ….
….
…. ….

5.1m
粉砂岩
灰黑色，含煤、白云母碎片及煤线。
… …
…
… …
…
… …

细砂岩
灰黑色，具水平层理。

第二节 地质构造
由于东一采区回风巷区域范围仅南部有小面积的三维地震勘探资料，剩余区域只有勘探钻孔资料，故资料来源比较单一。
附工作面地质构造表（表2-4）。
工作面地质构造表
主
要
特
征
及
影
响
范
围
东三采区煤系地层总体构造形态为向南东倾覆的单斜构造，区内主要以断层构造和小褶曲构造为主。受断层应力作用，区内煤层厚度变化较大，在2～24米之间，断层构造还导致该区域内煤层及其顶底板岩石破碎，该资源开采带来加大影响。根据三维地震勘探资料，该区域没有发现股河床冲刷情况。
东三采区共有断层构造8条，主要以逆断层构造为主，这就是造成该区域煤层厚度变化较大的原因，断层附近煤层受挤压应力叠加堆积变厚。
编号
构 造 性 质
产状（褶曲轴面）
实见位置及控制情况
走向
倾向
倾角
落差
DF34
正断层
N40°W
SW
55°
10～29m
钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。
DF35
正断层
N10°W
W
40°
0～20m
钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。
DF36
逆断层
SN
W
52°
0～33m
钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。
DF37
逆断层
EW
N
46°
0～12m
钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。
DF38
逆断层
SN
W
19°
0～9m
三维地震勘探控制断层。
DF39
逆断层
N38°W
SW
30°
0～4m
三维地震勘探控制断层。
F40
正断层
N34°W
NE
35°
0～15m
三维地震勘探控制断层。
DF41
逆断层
N60°W
EN
58°
0～38m
三维地震勘探控制断层。
第三节 水文地质条件
本区气候干旱，年降雨量远小于蒸发量。煤层之上有Ⅱ、Ⅲ及第四系三个含水层，且井田地表有雨季沙河，据相邻的中一采区工作面开采观察，由于放顶煤开采对顶板的破坏性较大，故开采后两个含水层水将进入采空区本采区充水主要来源于Ⅱ、Ⅲ两个含水层，同时井田地表有雨季沙河。开采后地表塌陷会疏通各含水层及雨季时期沙河水流，给工作面安全回采带来较大威胁。同时本区西部层有郭城小煤矿开采，由于小煤矿开采资料不清，小煤矿开采后采空区积水及有害气体是该区域开采的主要危害，必须制定专门的治理措施。
第四节 瓦斯、粉尘及其它情况
1、瓦斯：该区域属高瓦斯区域，为未开采区域，在原始煤层中掘进，故瓦斯相对涌出量仍然比较大。
2、煤尘：煤尘具有强爆炸特征。爆炸指数34.48﹪
3、煤的自燃：煤层自然发火期3-6个月，但也有21天的发火历史。属自燃煤层。
4、地温、地压：均属正常地区。
第三章 巷道断面及支护
第一节 巷道断面
1、巷道断面形状及断面尺寸
巷道断面形状为半圆拱形，东一采区回风巷掘进宽度为4600mm，净宽度为4400mm，掘进高度为3700mm，净高度为3600mm，掘进面积为14.69m2，净断面面积为13.75m2。
2、巷道特征表（表3-1）

第二节 巷道支护及工程质量
1、 支护方式：采用锚网、锚索、喷浆联合支护。
支护参数及材料规格：东一采区回风巷巷道断面形状均为半圆拱形；采用锚网、锚索、喷浆联合支护，顶部及帮部均使用Ø22×2600mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根顶锚杆使用1节S2360型和1节Z2360型树脂药卷锚固，每根帮锚杆使用2节Z2360型树脂药卷锚固；出现断层、煤岩交界处锚杆间、排距为700×800mm，煤质较好或岩巷时，按照800×800mm按矩形布置。巷道全断面挂金属网，锚杆托板均使用不规则铁托板加125×125×12mm小铁托板。锚杆螺帽均使用快装螺母加半球垫加减磨垫片进行快速安装,锚杆预紧力不小450N.m。每隔4网（3.2米），在巷道顶部正中施工一根Ф17.8×7000mm深的锚索进行加强支护，每根锚索采用4节Z2360型树脂药卷锚固。锚索托板使用300×300×80㎜木托板加200×200×16㎜铁托板，中孔直径20㎜,锚索预紧力不小于30MPa。全断面喷浆封闭，喷浆厚度50㎜。当工作面顶板破碎、遇断层构造带时锚杆间排距缩小至700×700㎜，并增打顶锚索，顶锚索间距2.4米，以加强支护，并由技术副队长补充相应安全技术措施，审批贯彻后实施。
附支护参数表（表3-2）支护参数表 表3-2
锚索、锚网、喷浆联合支护

喷浆 厚度
（mm）
顶锚杆
帮锚杆（mm）
排列方式

锚杆间
排 距
（ mm）

外露 长度（mm）
锚 固 剂

长度（mm）
直径（mm）
长度（mm）
直径（mm）
2600
Φ22
2600
Φ22
矩形
800×800
20～70
S2360
S2860
50
附巷道断面支护示意图（图3-1、3-2）
东一采区回风巷锚杆布置图：

2、工程质量：
、地测部门标定施工中腰线，每组线不少于3个点，距工作面不得超过30m，巷道必须严格按照地测部门标定的中线沿煤层顶板施工，发现中线有问题时，必须立即与地测部门联系，重新标定。
、按设计断面画轮廓线施工，并标注锚杆眼位置，中线到两帮的误差不得超过100mm，巷道最大超挖量不得超过150mm，巷高误差为+200mm。
、当巷道掘进30m后，安装一台激光指向仪，固定牢靠，以便于施工。
、工程质量达优良品，优良品率达100%。
、锚杆间、排距误差为±50mm，锚杆与巷道轮廓线夹角为90°±15°，外露长度20～70mm。
、金属网搭接长度保持在30～50mm范围内，且紧贴帮、顶，无松弛，无掉包现象，联网扣数不得少于11扣/m，底角锚杆必须按-150
三花布置施工在两网茬子中间，两底角严禁出现“赤脚、穿裙”现象。
、锚杆必须按规定做锚固力试验，帮、顶锚杆初期锚固力均达7T，终期锚固力达10T。
、托板安装要求：紧贴煤（岩）面，不得有贴顶、贴帮不实和托板松动现象，顶、拱、帮部锚杆螺母扭距不小于450N· m。
、喷体要求：喷浆后墙面及顶部必须平整，喷厚必须达到50mm，砂浆按配合比均匀配制，标号不低于100#，喷浆前先挖底角，冲洗帮、顶，然后先墙后顶进行喷射，保证基础达到100mm，尤其是风筒背后及底角的喷厚必须达到设计要求。喷浆回弹及时清理，以保持巷道的整洁。
、质量验收：验收员严格按标准验收，按照掘进巷道“十条线”管理，并认真填写好验收台帐，技术队长做好矿压观测，并将收集的数据上报生产部。同时做好隐蔽工程记录和素描工作。施工过程中必须加强巷道顶板下沉量及两帮移近量的观测，及时向生产部反馈有关信息。
、材料、设备、工具分类存放整齐，挂牌管理，浮煤必须清理干净，保持巷道清洁。
3、材料消耗（表3-3）

说明：如果支护参数变化，材料再另做计算。
第三节 巷道设施布置
根据施工需要，巷道内需布置风筒、压风管、供水管、排水管、瓦斯抽放管、电缆线、通讯线、监测线、输送机等，考虑其安全、合理、文明生产等因素，在巷道内具体布置如下：
1、 风筒：采用Φ600mm柔性胶质抗静电风筒，布置在巷道右拱形处，必须吊挂平直，缝环必挂，无破口漏风现象，转弯处用铁弯头过渡，避免死弯。出风口距离工作面不大于5m，以工作面瓦斯不超限，煤尘不飞扬为宜。
2、 供水管、压风管、排水管、瓦斯抽放管、注浆管等布置在巷道右帮，供水管、压风管采用4寸焊管，排水管钩采用2寸焊管，瓦斯抽放管采用5寸焊管，注浆管采用6寸焊管，管路安装必须使用管钩，每5 m施工一个管钩，管钩为5钩，用Φ20螺纹钢加工，打注Φ22×1200mm螺纹钢锚杆锚固，从上往下依次为供水管、压风管、排水管、瓦斯抽放管、注浆管，管挂钩最低处离底板1.6m，管路吊挂平直，刷漆编号，风、水无跑、冒、滴、漏现象。
3、 电缆（动力、监测、通讯、信号）：动力电缆由东一采区变电所→东一回风移变→馈电开关→各设备开关→各设备；监测、通讯线进入掘进工作面。电缆均敷设在巷道左帮，必须使用电缆钩悬挂，电缆钩间距为1.5m，上下两头铁丝可靠固定。要求各线路干净整洁，无浮尘。动力电缆在最下一钩，且距离巷道底板1.8m，垂度不大于100mm，其他缆线在上方，其中检测电缆和通讯电缆与动力电缆的距离不得小于0.3m，电缆接线盒必须可靠悬挂在适当位置，严禁在电缆上挂其他东西。
4、 轨道铺设：轨道从东一采区回风大巷与东一采区回风石门巷交汇处设道岔转弯，以利于东一回风大巷出煤、出渣、进料。道轨偏向巷道左帮铺设，采用24kg/m的钢轨，枕木（长×宽×厚＝1200×160×140mm）间距为800mm（中—中），在轨道接头处必须铺设枕木，轨道间距600mm ，要求铺设平直，扣件必须齐全、牢固，与轨型相符。轨道接头间隙不大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm，无杂拌道，枕木间距偏差不得超过±50mm，轨枕下应捣实无松动现象，且外露达到轨枕的1/3。轨道中心线距巷道左帮为1000mm，距巷道中心线为700mm。
5、 刮板输送机铺设：巷道开口10m后铺设刮板输送机，刮板输送机靠巷道正中稍微靠左铺设，铺设要平直，溜槽接头应紧密，搭接无台阶，链条张紧适度，避免过紧或过松，防止卡链或底链脱槽，机头、机尾打双地锚固定。
6、 胶带输送机铺设：巷道施工100m后拆除刮板输送机，安装一台胶带胶输送机，带输送机靠巷道左帮铺设，胶带输送机中心线距巷道中心线800mm,距巷道的左帮1500mm.必须铺设平直，构件齐全牢固，机头机尾打Φ22×2600mm双底锚进行固定，安全保护装置齐全、灵敏可靠。
附巷道设施布置图（图3-3）

第四节 围岩变形及支护质量监测
巷道施工过程中，加强安检员现场监督检查力度，用力矩扳手逐根检验锚杆的支护质量，不合格的锚杆必须及时补打。开口前，必须对开口点前后10m范围内的巷道顶部补打Φ22×2600㎜的螺纹钢锚杆进行加固，锚杆间排距为800×800㎜ 。
巷道开口后，及时安装顶板离层仪，并每隔20m设置一组矿压观测点，进行巷道顶板下沉量及两帮移近量的观测，按要求及时向生产部汇报观测数据。
在巷道开口交岔点处安设一个顶板离层仪，在掘进过程中每100m安设一个，并悬挂观测记录牌板，按要求及时收集数据，做为基础技术材料来保存。
第四章 施工方式
第一节 设备配备
根据工作面情况，在施工过程中需要刮板输送机（开口段）、胶带输送机、锚杆钻机、风钻、风动扳手、耙斗、喷浆机、除尘风机、绞车、局部通风机来保证正常施工，如遇岩巷掘进时，还需要配备耙斗装岩机和风钻。
附设备配备表（表4-1）
设备配备表 表4-1
序号
设备名称
单位
数量
型号
功率
备注
1
风 钻
台
2
YT—28
风动
岩巷段使用
2
耙斗装岩机
台
1
PB-60
17KW
岩巷段使用
3
顶锚杆钻机
台
2
MQT-130/3.2Ⅱ
风动

4
帮锚杆钻机
台
2
MQTB-80/2.0
风动

5
喷浆机
台
1
转子Ⅴ型
4.5KW

6
刮板输送机
台
1
SGW—40T
40 KW
开口段使用
7
胶带输送机
台
1
SPJ-800/55
55kw

8
除尘风机
台
1
KSL-175ZL
4.5KW

9
风动扳手
台
2
BK-42
风动

10
绞车
台
1
JHMB-14
14KW

11
局 扇
台
2
FBD№6.3
28KW

第二节 施工方式
1、掘进方式：采取钻爆法掘进。
2、运煤、渣方式
开口10m段工作面的煤由侧装机配合人工装车，10米后安装40型刮板输送机,由侧装机配合溜子人工装矿车，掘100m后安装1台胶带输送机煤巷由侧装机配合人工装车，岩巷由耙斗将岩石耙到皮带输送机配合人工装车。
施工工艺
1、 炮掘
1）、工艺流程：交接班-敲帮问顶-扒工作面渣-延伸中腰线、画巷道轮廓线-标注掏槽眼、辅助眼、二圈眼、周边眼等炮眼眼位，打上部炮眼-二次扒渣-核查下部巷道轮廓线、标注下部炮眼眼位、打下部炮眼及补帮锚杆-检查瓦斯-装药联线-检查瓦斯、洒水降尘、放炮-通风、检查瓦斯、洒水降尘-敲帮问顶、扒装渣-标注锚杆眼眼位-支护-自检。
（1） 交接班：接班人员进入工作面，由班长、跟班队长共同检查工具设备、围岩、支护、通风、瓦斯、中腰线等情况。
（2） 画轮廓线：根据中腰线点检查中腰线，再根据检查后的中腰线按设计断面画轮廓线。
（3） 打上部炮眼：按炮眼布置图标定炮眼位置，再根据施工要求打眼，严禁继续加深残眼。
（4） 打下部炮眼。按炮眼布置图标定炮眼位置，再根据施工要求打眼。
（5） 装药放炮：由专职放炮员，按爆破说明装药、联线、放炮，班组长进行适当的协助工作。
（6） 通风、防尘：放炮后等炮烟散尽，瓦检员检查瓦斯，确认瓦斯正常后，方可进入工作面洒水降尘。
（7） 敲帮问顶：由班长或有经验的老工人，用长柄工具将巷道顶帮的浮煤、矸捣落。
（8） 支护：正前人工攉煤形成锚杆钻机作业、挂网等作业平台，其宽度不小于1.5米（达到1.5米即可），高度不低于2.5米，平台未形成，严禁施工锚杆等作业。首先打注巷顶正中锚杆，并挂网紧固，做为临时支护，再由验收员按设计锚杆间排距用喷漆点好眼位，然后用锚杆钻机根据锚杆长度打好眼孔，按规定装药卷，安装锚杆，然后挂网，及时紧螺帽，最后打注帮部锚杆、挂网。
（9） 装运煤（岩）：将工作面的煤（岩）用侧装机、耙斗装岩机装运到刮板输送机(胶带输送机)配合人工装车运走。
（10） 自检：清理工作面，整理工具，给下一循环创造条件。
2）、爆破说明书
（1）爆破条件（表4-2）
序号
名称
单位
数量
1
煤岩石普氏系数
f
1~2 4~6
2
掘进面积
M2
14.69
3
炮眼深度
M
1.2、1.0
4
炸药、雷管

1—5段矿用毫秒雷管、3#矿用乳化炸药
（2）炮眼布置
掏槽眼：采用三对楔形掏槽，掏槽眼排距0.5m，成对掏槽眼眼距1.8m，眼底距离0.2m，与工作面夹角70°，布置8个。
辅助眼：布置29个。
周边眼：根据光爆要求，拱顶帮眼眼距为300mm，共布置27个。
底眼及底角眼：眼距为500mm，共布置11个。
（3）装药量
掏槽眼：每眼装4卷，4×8×0.15=4.8Kg
辅助眼：每眼3卷，29×3×0.15=13.05Kg
周边眼：每眼装3卷，27×3×0.15=12.15Kg
底眼及底角眼：每眼装4卷，11×4×0.15=6.6Kg
每循环装药量为36.6Kg，雷管75发。
（4） 装药结构：均采用单向雷管正向装药当岩石松软不易控制时，周边眼采用毫秒雷管单段空气柱不偶合装药结构。
（5） 联线：串联一次爆破。
根据预期爆破效果随时调整各眼的装药量，以达到光面爆破效果即周边眼的炮眼残痕率达到80%。
预期爆破效果

名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
80
炸药消耗量
Kg/ m 3
2.49
每循环进尺
m
0.8
雷管消耗量
个/ m 3
5.1
每循环爆破岩体
m 3
14.69
每米炸药消耗量
Kg/ m
45.75
每循环炮眼总数
m
75
每米雷管消耗量
发/ m
93.75
眼

号
眼

名
眼
数
个
眼
深
M
每眼装药量
小计
起爆

顺序
联线

方式
卷数
个
长度
M
重量
Kg
充填长
MM
卷数
个
重量
Kg
1—8
掏槽眼
8
1.2
4
1.2
0.9
600
32
4.8
Ⅰ
串联
9—37
辅助眼
29
1.0
3
1.0
0.75
600
87
13.05
Ⅱ
38—64
周边眼
27
1.0
3
0.6
0.45
600
81
12.15
Ⅲ
65—75
底眼
11
1.2
4
1.0
0.75
600
44
6.6
Ⅴ
合计

75

244
36.6

说明
每循环炸药消耗量为36.6Kg，雷管75发

（2） 炮眼布置图：

2、班组长和跟班队长对上一班的工程质量进行详细的检查，发现问题必须立即进行整改，整改完毕后方可进行生产。生产过程中要确保本班施工的工程质量，为下一班做好服务工作。
3、临时支护：在巷道顶部及时施工两根锚杆并挂网，及时紧固作为临时支护。
4、永久支护：临时支护之后的锚网、喷浆，以及锚索加强支护。
第五章 生产及辅助系统
第一节 运输系统
1、运渣路线：工作面的煤岩由侧装机、耙斗装岩机→40型刮板输送机、胶带输送机→装矿车→东一回风石门→ 东运输大巷→1180运输石门→副井→地面。
2、运料路线：地面→副井→1180运输石门→ 东运输大巷→ 东一采区回风石门→东一采区回风巷→工作面。
附运输系统图（图5-1）
东一采区回风巷运输系统图
图5-1

第二节 供电系统

供电经东采区变电所高开→630kVA移变→东一采区回风 →再供给配电点馈电开关（总开关），再依次分别供给耙斗机、刮板输送机、胶带输送机、喷浆机、照明信号综保开关。
附供电系统图（图5-2）

第三节 通风、降尘系统
采用局扇压入式通风，风机安装在东运输大巷的新鲜风流中，新鲜风流经风筒进入工作面。
新鲜风流：地面→主、副井→1180运输石门→ 东运输大巷→风机→ 东一采区回风石门→工作面。
污风流：工作面→东一采区回风→东一采区回风石门 →边界回风上山→地面。
1、风量计算
（1）按现场最多工作人数计算（交接班时人员最多，为22人）：
Q=4N=4×22=88m3/min
（2）按CH4绝对涌出量计算：
Q=100QCH4K=100×1.5×1.6=240m3/min；
式中：QCH4—绝对瓦斯涌出量（掘进经验值）, m3/min；K—瓦斯涌出不均衡系数,一般取1.6；
（3）按允许最低风速计算：
煤巷掘进允许最低风速为0.25m/s
Q=VS=0.25×60×10.23=153.45m3/min
（4）按炮掘一次爆破最大炸药消耗量计算：
Q=25A=25×10.05=251.25 m3/min
式中：A—每次爆破最大炸药消耗量(计算见爆破说明)
根据以上计算取最大值Qmax=251.25m3/min。
（5）风速验算：
V=Qmax/S净＝251.25/60/10.23＝0.41m/s；
因为0.25 m/s＜V＜4m/s　故符合规定。
2、局扇的选择
（1） 选用Φ600mm柔性胶质阻燃风筒。
（2） 选择局扇风量计算
Q局=P·Q=1.2×251.25=301.5m3/min
其中：P—漏风系数 Q—计算最大风量
（3）风筒通风阻力计算
Φ600mm风筒百米风阻为2.37千缪，568m长风筒风阻为
R=2.37L =2.37×5.68=13.46(千缪)
式中: L—最大通风长度
（4）局扇的全风压，风筒距离取全长时
P静＝9.8RQ局Q＝9.8×13.46×301.5/60×251.25/60＝2775.633Pa； P速=1/2PV2=0.5×1.2×(251.25/60×3.14×0.32)2=0.84Pa
H全= P静+ P速=2775.633+0.84=2776.473Pa
式中P—空气密度，取1.2Kg/m3
r—风筒半径
根据以上计算，应选择FBD№6.3型风机一台，该机参数为：吸风量250—390m3/min，全负压686.7—3139.2Pa，转速2900r/min，电机功律37kw。局部通风机实现“双风机双电源,自动切换,自动分风”。
附通风系统图（图5-3）
东一采区回风巷通风系统图

第四节 压风、供水、排水系统
压风、供水在东采区运输大巷内压风管和清水管上配置三通供给，直接进入东一采区回风巷。供水管接续时每隔50m必须设一个三通，以便于降尘，巷道开口位置设置一个三通，以便于安设输送机机头喷雾。工作面积水由潜水泵排到东一运输大巷水沟内。
附压风、供、排水系统图（图5-4）
东一采区回风巷压风、供、排水系统图

第五节 通讯系统
在巷道口设一台电话，另设一台电话随着掘进工作面的延伸而前移，距离工作面不能超过30m。
附通讯系统图（图5-5）

东一采区回风巷通讯系统图 图5-5

第六节 安全集中监测系统
距工作面小于5m处设置瓦斯传感器，报警浓度和断电浓度≥0.8%，距回风口10—15m处设置瓦斯、CO、温度、烟雾和风速传感器，瓦斯传感器的报警浓度和断电浓度≥0.8%，复电浓度<0.8%。
附安全监测系统图（图5-6）

东一采区回风巷安全监测系统

第六章 劳动组织及技术经济指标
第一节 工作制度及劳动组织
序号
工　种
早　班
中　班
夜　班
合　计
1
喷头工

2

2
2
筛子工

1

1
3
上料工

4

4
4
绞车工
1
1
1
3
5
支护工
4
4
4
12
6
耙岩机司机
1
1
1
3
7
装碴运料工
3
3
3
9
8
溜子工
1
1
1
3
9
维修电钳工
6
1

7
10
班组长
2
2
2
6
11
跟班队长
3
1
1
5
12
小 计
21
21
13
55
炮掘劳动组织表
采用边掘边准的“三八”制作业方式，检修、喷浆工作穿插其中；坚持正规循环作业，做到一次成巷，实现多工序平行作业。
第二节 正规循环作业图表
炮掘循环进度表
表6-3

第三节 经济技术指标
炮掘经济技术指标表

技术经济指标表 表6-5
序号
项目
单位
数量
备注
1
面积
M2
净
14.28

毛
15.33
2
每班循环个数
个
1

3
循环进度
M
1.6

4
每小班进尺
M
1.6

5
圆班进尺
M
3.2

6
月进度
M
80

7
每天出勤人数
人
55

8
效率
M/工
0.048

说明
月出勤天数按25天计

第七章 安全技术措施
各工种在施工过程中，严格执行《掘进工人操作技术规程》、《煤矿安全规程》有关规定和《大水头煤矿手指口述确认实施细则》，做到各环节、各细节安全责任明确清楚，操作准确无误，确保安全生产。同时还必须执行下列安全技术措施。
第一节 巷道开口安全技术措施
1、开口前，必须先对开口点附近10m范围内巷道顶部补打Ф22×2600mm螺纹钢锚杆进行加强支护，锚杆间排距800mm×800mm。
2、开口工作必须在跟班队长和安检员的监督下进行，严禁盲目蛮干。
3、短掘短支，严格按设计要求进行支护，严禁空顶作业。
4、打注锚杆挂网前必须做好敲帮问顶工作，严格按锚网支护要求进行施工。
5、由技术队长负责在巷道开口后及时安装顶板离层仪，做好开口处的矿压观测工作，发现掉包、裂隙、顶板下沉，压力增大等现象，及时采取措施加强支护。
6、开口需放炮时，必须放小炮，及时汇报调度室，并设好两端的警戒，并对周围的管路及电缆进行防护，以防崩坏，对皮带下面的浮渣及时清理干净。
7、由队长、技术副队长负责贯彻学习《东一采区回风巷掘进作业规程》，并各工种经考试合格后方可开工。
第二节 顶板管理安全技术措施
1、严格按设计要求进行短掘短支，严禁超排距掘进。
２、坚持“治顶先治帮”原则，及时补打帮锚杆并挂网，坚持正规循环作业。
３、放炮完毕，首先进行敲帮问顶，及时进行临时支护，严禁空顶作业。
４、在打眼、安装锚杆、挂网期间和岩巷打眼、装药、支护期间均必须有专人对顶帮进行观察，搞好安全监护工作，发现问题立即停止工作，进行处理。
５、遇顶板破碎、煤质松软、地质条件发生变化时，及时调整截割深度，采取“挖一打一注一挂一紧一”锚杆的方法施工，同时采用彩条纤维布缩小锚杆间、排距，喷浆紧跟工作面。
６、当发生断锚或托板崩落等现象时，及时在其０.２米位置补打同类型号锚杆两根，加强支护。
7、随时观察后巷锚网支护变化情况。每20m设一矿压观测点，做好矿压观测记录，进行对照分析，发现顶板下沉量大于100mm、掉包、裂缝、压力明显增大等现象，及时加打锚杆或锚索加强支护。
第三节 放炮管理安全技术措施
1、放炮作业必须严格执行矿放炮申请管理制度和火工品管理制度。
2、炸药和雷管要用专用工具箱（包）分装分运，井下存放炸药时，必须使用带锁的木箱存放，由专职放炮员领用管理，并做好记录，当班剩余的雷管当班退库，填好台账，必须由本人亲笔填写，严禁代签。
3、放炮员必须持证上岗，发爆器、放炮母线必须由专职放炮员专管专用。放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转借他人。
4、严格执行“一炮三检”和“五人连锁”放炮制度。瓦斯浓度大于0.6％时严禁装药放炮。
5、严禁打眼和装药平行作业。
6、放炮母线严禁有明接头，长度不能小于100m（拐弯为70m），悬挂必须避开管缆线等导电物体。连线前，雷管脚线必须扭接成短路。
7、必须采用毫秒爆破，全断面一次起爆。起爆前，必须对工作面的所有设备加以保护，防止放炮崩坏。
8、放炮前，瓦检员必须详细检查爆破地点及附近20m范围内的瓦斯，当瓦斯浓度超过0.6％时，严禁放炮。
9、起爆前，由班长和跟班队长清点人数，并组织人员撤到距爆破点100m以外的各个交叉点躲避，设好警戒并挂警戒牌，警戒的布置工作具体由跟班队长现场负责安排到位，安监员监督落实。同时通知回风顺槽跟班队长，将所有人员撤出到联络巷安全地点躲避。严禁任何人员误入爆破区。
10、放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破警号，即吹三长声口哨，至少等5s后方可起爆。
11、放炮后，待炮烟吹散，安检员、瓦检员、放炮员、班组长及跟班队长五人共同进入工作面，检查气体、通风、支护及爆破效果等情况，确认安全后，方可撤出警戒，组织人员生产。
12、放完炮后，必须及时清理爆落的煤、矸，保证巷道有效的通风断面，防止发生瓦斯积聚。
13、放炮前后，必须对工作面及20m范围内洒水降尘一次，否则严禁放炮。
14、处理拒爆、残爆时，必须在跟班队长的指导下和安检员的监督下进行，并当班处理完毕，并遵守下列要求：
A、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
B、在拒爆炮眼0.3m以外打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
C、严禁用镐刨或利用高压水、压风从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。
D、不管有无残药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏炸药。
15、拒爆、残爆处理完毕之前，不得干与其无关的任何工作。
16、在领取发爆器之前，必须对发爆器进行导通试验及发爆器电能的测定，并建立台帐。
17、当工作面遇到特殊情况需要放炮时，严格执行此措施。